Файл: Байконуров О.А. Комплексная механизация очистных работ при подземной разработке рудных месторождений.pdf

портируется к рудоспуску по откаточному штреку нижеле­ жащего слоя. Опыт рудника показал, что кровля очистной камеры остается устойчивой достаточно долгое время, если породы висячего бока не обнажены на слишком большом расстоянии по падению рудного тела. Очистная камера с от-

і

отступающем порядке с открытым выработанным про­ странством: 1 — главный откаточный горизонт; 2 — система рудоспусков; 3 — рудное тело; 4 — обрушен­ ные породы висячего бока.

носительно небольшим размером по падению будет сохра­ няться при длине по простиранию до нескольких сотен метров. В связи с этим предельная высота слоев была приня­ та 18 м.

Выемка руды в каждом горизонтальном слое производит­ ся в две стадии. Первая стадия показана на разрезе вкрест простирания рудного тела (рис. 12). На этой стадии 60% руды отбивается веерами взрывных скважин, задаваемых под углом 70° к горизонту. Отбитая в первой стадии руда не пе­ ремешивается с пустой породой, поскольку поступает из на­ дежно защищенного очистного забоя. Руда проходит через воронки и выпускные дучки и поступает на нижележащий рабочий горизонт слоя погрузки и транспортировки к рудо­ спуску.

Взрыв при отбойке разбрасывает руду на расстояние око­ ло 30 ж, или на три воронки, но весь этот участок защищен опорным целиком, который сохраняется на расстоянии 30— 50 м от зоны обрушения и препятствует скатыванию обру­ шенной пустой породы в воронки, подготавливаемые для

щие 20 м откаточно-бурового штрека. Между продвижением забоев на каждом горизонте существует определенная зави­ симость. Интервал опережения одного рабочего горизонта другим составляет 60 м, но в случае возникновения труд­ ностей при проходке на каком-либо горизонте может увели­ читься до 75 м.

Поскольку забои подвигаются эшелонированным поряд­ ком, продвижение фронта очистной выемки может происхо­ дить одновременно как по простиранию, так и по падению рудного тела (рис. 11). При этом обрушение пород висячего бока происходит по мере отбойки опорных целиков.

На одном крыле отрабатываемого участка (в сторону ко­ торого продвигаются очистные работы) проходится спираль­ ная выработка сечением 3,7X4, 6 м, соединяющая верхний и нижний откаточные горизонты. Эта выработка в большей части проходится по руде и предназначается для доставки оборудования и материалов с горизонта на горизонт. Из спи­ ральной выработки по контакту с лежачим боком проходят­ ся откаточно-буровые штреки сечением 3,7X4, 6 м. Из прак­ тических соображений такой откаточный штрек проводится по руде, вскрывая контакт с породами лежачего бока. Отка­ точные штреки проходятся до места расположения первых очистных забоев, грудь которых по мере развития выемоч­ ных работ постепенно отступает по направлению к спираль­ ной выработке. На каждом рабочем горизонте, в точке исход­ ного положения очистного забоя, в руде вдоль контакта с висячим боком проходится с горизонта на горизонт отрезной восстающий так, чтобы из него могла быть оформлена при помощи параллельных взрывных скважин отрезная щель шириной 2,4—3,0 м, обеспечивающая первоначальный вруб для вееров взрывных скважин первой стадии очистной выем­ ки, создание очистного забоя. Из откаточно-буровых штреков

вточке исходного положения очистного забоя с углублением на 1 да в породы висячего бока проходятся рассечки. Эти рассечки, выполняя роль отрезной щели в висячем боку и

входе очистной выемки, могут быть взорваны, чтобы вы­ звать начальное обрушение пород висячего бока. Они обычно

впрактике очистной выемки открытым забоем на руднике «Муфулира» взрываются, если начальное обрушение не на­

чинается самостоятельно. Уборка горной массы из подгото­ вительных выработок производится при помощи дизельных транслодеров емкостью 4,2 м3. Рудоспуски проходятся по простиранию на расстоянии 150—180 м. В целом подготови­ тельные работы при новой системе разработки обходятся на 1 0 % дешевле, чем при системе разработки подэтажными штреками. Взрывные скважины как в очистной камере, так

и в целике располагаются на расстоянии 1 , 8 м веер от веера. Расстояние между концами взрывных скважин в веере — максимум 2,4 м. [Выход руды на погонный метр скважины составляет 5,9—6,2 тв пределах 40—60 пог. м в смену. Не­ маловажным обстоятельством при каскадном способе добы­ чи является возможность наблюдения эффекта каждого взрыва из безопасного места. Разубоженная руда целика вы­ пускается с регулярным опробованием.

Общие потери при каскадном способе составляют 16%, а разубоживание — 13%, что значительно ниже, чем при ра­ нее применявшихся способах разработки.

Руда из очистных камер и целиков погружается из вы­ пускных дучек дизельными транслодерами с емкостью ков­ ша 4,3 м3 и транспортируется к системе рудоспусков на рас­ стояние, не превышающее 180 м.

Производительность транслодера при погрузке и транс­ портировке руды достигает 650 тв сутки. Транслодер легко управляем в подземных условиях и достаточно транспорта­ белен при быстрой переброске из одного места в другое.

Производительность погрузочно-доставочных работ на одного рабочего в смену составляет 80,5 т, в то время как при системе подэтажных штреков и скреперной доставке она рав­ на 45,6 г в смену. Объем вторичного взрывания на участках

скаскадным способом значительно меньше, чем на участках

сдругими системами разработки.

Поскольку на погрузке и доставке руды используются ди­ зельные машины, на руднике серьезное внимание уделяется вентиляции и нейтрализации выхлопных газов.

Сравнение капитальных затрат и эксплуатационных рас­ ходов по конкурирующим системам разработки (каскадный способ и подэтажные штреки) показало, что в первом случае затраты на тонну добытой руды на 17% ниже, чем во втором.

На руднике «Молибден» Тырнаузского комбината [1] испытывалась система подэтажных штреков с массовым торцовым выпуском руды (Бз-І-КПр-17). Опытный блок был заложен в роговиковых рудах крепостью 12—14. Эти руды сильно нарушены трещинами и залегают в виде штокверковых зон в висячем боку скарновых залежей. Угол падения рудных тел составляет 65—80°, мощность колеблется от 30 до 150—200 м. Цель испытания заключалась в принципиальной проверке конструкции и технологической схемы новой системы разработки. Конструкция системы раз­ работки показана на рисунке 13. Опытный блок имел два яруса: погрузочный (рис. 13, а) и буровой (рис. 13, б). Раз­ меры блока в плане 25Х25лг. Запасы руды — 45 тыс. т, вы­ сота падения — 22 м, толщина днища — 8 лг. Расход подго­

товительно-нарезных выработок — 7,9 лг/1000 г (нормальный расход выработок для данной системы в блоках больших раз­ меров — 5— 6 лг/1000 т). В местах, особенно сильно нарушен-

Рис. 13. Отработка опытного блока на руднике «Молибден*: а — план выработок погрузочного яруса; б— план выработок бурового яруса.

ных трещинами, погрузочные выработки закреплялись желе­ зобетонными штангами. Выработки бурового яруса не кре­ пились. Рудный массив на буровом ярусе обрушали с опережением по отношению к отработке сплошного днища. Максимальная величина опережения составила 12 м при общей длине разубоженной части блока 18 лг; оставшиеся в лг (четыре веера скважин) были отбиты одним взрывом в последней стадии очистной выемки. Первые слои отбивали на вертикальную отрезную щель, последующие — в зажатой среде. Скважины диаметром 65 лглг и глубиной 10—12 лг бурили перфораторами КС-50 и ПТ-36 с расстоянием между веерами 1,0—2,0 лг. Толщина слоя, включающего два веера скважины, составляла 3—4 лг (веера взрывали с миллисе­ кундным замедлением). После очередного взрыва из вырабо­ ток бурового яруса выпускали 1 0 —1 2 % отбитой руды для создания необходимой компенсации, остальную руду магазинировали. Удельный расход ВВ на отбойку в зависимости от сетки расположения скважин составляет 250—300 г/г.

Потолочину над погрузочными выработками отбивали с отставанием. Расстояние между веерами принимали 1,0— 1,8 лг. Скважины заряжали вручную. Отбитую из потоло­ чин и ранее замагазинированную руду выпускали на почву погрузочных выработок.

Для погрузки и доставки руды использовали два само­ ходных погрузочно-доставочных агрегата TG7fl фирмы «Ат­ лас Копко» : один — на погрузочном, другой — на буровом ярусах. Агрегаты были надежными в работе, но вследствие

повышенной кусковатости их производительность оказалась недостаточно высокой.

Опытные работы на руднике «Молибден» подтвердили техническую возможность применения новой системы разра­ ботки с массовым торцовым выпуском руды в промышлен­ ных условиях. Система обеспечила безопасность работ и на­ дежную устойчивость выработок днища, что имеет важное значение в сложных горно-геологических и горнотехниче­ ских условиях разработки (при сильной трещиноватости ру­ ды и высоком горном давлении). Испытания показали, что при этой системе разработки сильно трещиноватых рогови­ ков требуется минимальный объем крепления выработок и полностью отпадает необходимость (в условиях рудника) в их перекреплении. Сплошное днище более прочно, чем дни­ ще, изрезанное воронками и дучками.

Крепление железобетонными штангами при разработке новой системой сильно трещиноватых руд типа Тырнаузских

Рис. 14. Проект опытно-промышлен­ ного блока на руднике «Молибден» : 1 — основной откаточный горизонт; 2 — основной вентиляционный гори­ зонт ; 3 — выработки буровых яру­ сов подэтажей; 4 — выработки по­ грузочных ярусоз подэтажей; 5 — уклон для подъема и спуска само­

восстающий; 8 — квершлаг-заезд.

Учитывая опыт, накопленный при отработке описанного выше блока, был внесен ряд конструктивных изменений в систему разработки, в результате чего она приобрела вид, изображенный на рисунке 14. Рудное тело, в котором подго­ товлен новый блок, представлено биотитовыми роговиками, оно характеризуется значительным количеством трещин отдельности и тектонических трещин. Мощность рудного те­ ла в пределах блока 40—60 м, угол падения 50—70°. По вы­